PES MINEBAU DE PLOMB ARGENTIFÈRES

naife; la charge est encore de 8,000 kilogrammes , quand la production des mines pennet d'opérer sur un poids aussi fort de Taliiage riche. On chauffe lente-ment jusqu'à fusion et on donne le vent; le plomb étant très-pur, les litharges marchandes se produisent immédiatement, il ne se forme pas de produits impurs. La coupellation est poussée jusqu'à Féclair, l'argent brut obtenu est au titre de 980 millièmes.

Les produits sont ceux d'une' coupellation ordinaire, moins les abzugs, les abstrichs et les litharges impures.

Cofisidératiom générales. — J'ai besoin d'expliquer pour quelles raisons cette méthode est avantageuse et préférable à la coupellation unique, dans laquelle l'oxydation est continuée jusqu'à l'éclair sur la même sole.

En suivant la méthode générale on obtiendrait, de 800 kilogrammes de plomb pauvre, tenant environ 60 grammes, uu gâteau d'argent brut pesant 4", 800, ou tout au plus 5 kilogrammes, n'occupant, au centre du four, qu'une surface extrêmement faible ; il serait impossible aux ouvriers de régler la profondeur de la voie des litharges de manière à éviter la perte d'un poids notable d'argent, les dernières litharges seraient au moins aussi riches que celles obtenues dans la coupellation des plombs à 250 ou 300 grammes. Ou peut admettre que la teneur moyenne des derniers mille kilogrammes de litharges serait d'au moins 10 grammes d'argent par 100 kilogrammes; on perdrait donc, par le fait seul de l'entraînement des grenailles de plomb argentifère, pendant les dernières heures de Toxydation au moins un kilogramme d'argent, c'est-à-dire plus de SO pour 100 du métal fin contenu dans le plomb d'œuvre proposé. En arrêtant l'oxydation au moment où l'alliage métallique contient seulement 8 pour 100 d'argent, la surface occupée au centre de la sole est encore assez

362 HtmODES M 11UlTfill£HT

grande pour qu6 l'ouvrier puisse ne faire sortir que les litharges presque seules ; les grenailles ne sont cerlainement pas en quantité négligeable, mais la teneur en argent des litharges produites est faible, la perte en argent reste comprise dans les limites acceptables. De même dans la seconde partie de la coupellation, le plomb traité étant à la teneur de 8 pour 100, le volume du gâteau d'argent est considérable ; les ouvriers peuvent facilement éviter que le métal sorte par la voie des litharges; celles-ci sont pauvres presque jusqu'à l'éclair, et on évite ainsi Ténorme perte en argent, dont je viens de signaler Timportance approchée, et qui serait inévitable si, en partant du plomb d'œuvre très-pauvre, on continuait la coupellation sur la même sole jusqu'à l'éclair. Cette première raison est certainement bien suffisante pour démontrer la nécessité de coupeller les plombs pauvres en deux opérations successives, mais ce n'est pas la seule qui puisse être invoquée à l'appui de la mé« thode suivie à la Friedrichshûtte.

Dans toute coupellation, la perte d'urgent par volatilisation va en augmentant depuis le commencement jusqu'à la fin de l'opération, elle atteint sa plus grande valeur au moment de l'éclair; toutes choses égales d'ail* leurs, elle est d'autant plus forte que la surface de l'ar* gent, devenu à peu près pur, est plus grande relativement à sa masse, c'est-à-dire que sur une sole d*une forme déterminée il y aura d'autant plus d'argent volatilisé, au moment de l'éclair, que le gâteau pèsera moins, ou que le plomb mis en opération sera plus pauvre. A cette observation il faut ajouter que Téclair est difficile à saisir, quand le gâteau d'argent est trèspetit, sur une sole entièrement imprégnée d'oxyde de plomb, alors surtout qu'on doit laisser dans le four une assez grande quantité des dernières litharges^ afin d'évi-

DKS MOnOIAia DB PLOMB AROBNIIFtoES. 96S

ter de faire sortir trop d'argent avec elles. Le chef coupelleur est exposé à poursuivre l'oxydation plus longtemps que cela ne serait nécessaire, ce qui augmente encore les pertes par volatilisation. Ces inconvénients ne se retrouvent pas dans la seconde partie de la coupellation^ faite sur du plomb à 8 pour 100 : Téclair est parfaitement net» et Tépaisseur du gâteau d'argent est assez forte pour que la volatilisation ne soit pas trop considérable.

A. la Friedriohshatte on obtient toujours* un peu plus d'argent que n'en constatent les essais faits sur le plomb d'œuvre au laboratoire, ce qui me semble une preuve certaine que les pertes d'argent, par volatilisation et par entraînement des grenailles dans les litharges, sont en réalité très-faibles.

Ces réflexions, relatives à la coupellation des plombs pauvres en deux opérations successives, conduisent naturellement à chercher si la même méthode serait avantageuse pour des plombs riches. Je ne possédé pas les renseignements numériques nécessaires pour résoudre avec certitude cette importante question, et je ne crois pas que, dans aucune usine traitant des plombs d'œuvre à 300 grammes ou au-dessus, on ait essayé la division dont je viens de parler pour les plombs pauvres ; je suis donc forcé de raisonner sur des hypothèses que je chercherai à rapprocher autant que possible des données de la pratique*

Je suppose que, dans un four capable de contenir 10 tonnes de plomb d'œuvre, on traite successivement, par les deux méthodes considérées précédemment, des plombs à 500 grammes, et je vais chercher à calculer et à comparer les pertes en argent dans les deux cas; je ne parlerai pas des frais do traitement, parce que la différence présentée sous oo rapport par les deux méthodes

264 MÉIHODES DS TBAnWBRT

est certainement très-faible, soit qu'on la rapporte à la teneur du plomb d'œuvre, soit qu'on la compare à la valeur des métaux perdus.

Première méthode. — Coupellation unique. — Pour un plomb d*œuvre aussi riche que celui que je considère maintenant, le gâteau d'argent brut pèse au moins 51 kilogrammes ; l'éclair est très-net, la perte par Tola^ tilisation est assez faible ; je dois m'attacher spécialement à la perte due à l'entraînement des grenailles par les litharges. Quand le chef coupelleur est habile, la teneur moyenne des litharges marchandes ne dépasse pas 5 grammes; il ne produit pas plus de 500 kilogrammes de litharges riches, à la teneur moyenne de 10 grammes. Dans des conditions moins favorables, c'est-à-dire si le chef coupelleur n'a pas une grande habileté, et plusieurs usines sont dans ce cas, on obtient au moins 1 ,000 kilogrammes de litharges riches à la teneur de 10 grammes.

Les litharges riches sont vendues ou repassées dans le traitement des minerais. Dans la première hypothèse on perd de 0^,50 à 1 kilogramme d'argent; dans la seconde on augmente les frais de traitement des minerais, on diminue la teneur en argent du plomb d'œuvre que ces minerais pourraient produire, et enfin on perd une portion notable, au moins 10 pour 100, du plomb et de l'argent que renferment les litharges.

Seconde méthode. — CoupeUatûm divisée en deux opérations. — La première partie de l'opération donne des produits impurs et des litharges marchandes, dont la teneur €n argent est la même que dans la première méthode, et qui par conséquent ne doivent pas être comptés dans la comparaison que je cherche à faire. On retire du four un alliage à 8 pour 100 d'argent, c'est-à-dire environ 625 kilogrammes de plomb enrichi.

DES MINBIUIS M HiOMB Aii«BMIFtoŒ8. 365

Lacoupellàtiondu plombenrichiestfaiteégalement sur 10,000 kilogrammes; on doit donc attendre d'avoir fait 16 Goupellations partielles de plomb d'œuyre avant d'en faire une seule sur le plomb enrichi à 8 pour 100. On obtient alors un gâteau pesant environ 800 kilogrammes, et des litharges marchandes ne renfermant presque pa9 de grenailles, mais dont cependant la teneur en argent n'est pas inférieure à 5 grammes ; les litharges riches sont en poids plus faible que dans la première méthode, en raison de la grosseur de la plaque d'argent qui permet à l'ouvrier de faire sortir presque jusqu'à l'éclair les litharges exemptes de grenailles métalliques. Les 625 ki* logrammes de plomb enrichi ne donnent donc qu'un poids négligeable de litharges riches.

Par conséquent, en divisant lacoupellation en deux parties, on a l'avantage de diminuer beaucoiïp la quantité des lithargesr iches, et l'avantage est d'autant plus grand que les ouvriers sont moins habiles; il est compensé par plusieurs inconvénients : d'abord par la difficulté de manœuvrer de très-lourds gâteaux d'argent brut, qu'on doit laisser refroidir dans le four, ensuite et principalement par la nécessité d'attendre pendant plusieurs mois pour obtenir le produit principal, l'argent métallique.

Dans plusieurs usines du continent on ne fait pas plus de 15àâ0 coupellations de 10 tonnes dans l'année» il faudrait donc laisser dormir pendant près d'un an la valeur du produit principal, et pour cette raison on préfère toujours la coupellation unique.

Au point de vue de l'opération elle-même, il y a toujours avantage, quelle que soit la teneur du plomb d^œuvre, aie coupeller en deux opérations successives; il en résuite une diminution nold)le dans la perle en argent, soit par volatilisation, soit par entraînement avec les litharges riches. La première ne peut pas être appréciée

9W HtlMDES M mtfTBHmî

par des chiffres; elle a certainement d'autant plus d'importance que le plomb d*Œu\re est plus pauvre ; la se*» oonde dépend à la fois de la teneur du plomb d'œuvre et de Thabileté des ouvriers, on peut l'évaluer approiimativement à 0^,50, ou tout au plus à 1 kilogramme d'argent pour 10 tonnes de plomb d'cauvre, dans le cas où les litharges riches à 10 grammes sont vendues oomme litharges marchandes. L'importance de cette diminution de la perte *est plus grande à mesure que les plombs traités sont plus pauvres. D'un autre côté, la division de la coupellation en deux parties a l'inconvénient de rctarder plus ou moins la réalisation de la valeur de Tar* gent, et ce désavantage devient plus grand à mesure que les plombs traités sont plus riches.

Un directeur habile ne peut donc pas être embarrassé dans les deux cas eitrômes ; les plombs très«-pauvres doivent être coupelles en deux opérations { les plombs très* riches en une seule ; mais pour les teneurs moyennes il ne peut décider à priori laquelle des deux méthodes est préférable; la question est complexe et ne peut être résolue que par la comparaison des résultats économiques, la diminution de la perte en argent, le retard apporté à la réalisation du produit principal.

Dans la comparaison des deux méthodes, on peut négliger la perte en plomb, qui est à peu près la même dans les deux cas.

La coupellation anglaise diffère beaucoup de la précédente ; elle ne s'applique qu'à des plombs d'œuvre parfaitement purs, plus ou moins riches en argent, et ne

DES lfir<XftAIS OE PLOMB AROElIfIFÈRES. 967

doit pas produire de litharges marchandes ^ Depuis la découverte du procédé d'enrichissement du plomb par la cristallisation, on ne soumet à la coupellation que des plombs très-riches en argent ; les litharges produites sont revivifiées et donnent du plomb qui peut être traité par cristallisation. Dans toutes les usines qui emploient celte méthode, la coupellation proprement dite n'est qu'une. des opérations qui constituent l'ensemble du traitement pour plomb et pour argent de plomb d'œuvre plus ou moins pur, plus ou moins pauvre en argent* Je ne puis donc pas décrire isolément la coupellation anglaise, je ne peux faire comprendre son but et ses avantages qu'en considérant tout le traitement.

Je suppose qu'il s'agit de traiter du plomb d'œuvre impur« tenant de 25 à 30 grammes d'argent par 100 kilogrammes : cette hypothèse se rapproche beaucoup des conditions dans lesquelles sont placées plusieurs usines existantes, et me permettra d'exposer toutes les opérations nécessaires à l'extraction de l'argent par la méthode imaginée en Angleterre, répandue maintenant sur le continent.

Le traitement complet comprend les opérations sui^ vantes :

i^ Purification du phmb par une oxydation à basse température , donnant comme produits : du plomb pur, des crasses et des fumées riches en plomb ;

^ Enrichisiement du plomb pur par erutallisation ou ptUinuonage; les produits sont ; du plomb lrès<-pur et

très-riche en argent ; du plomb très-pauvre et pur, qui

1 En Angleterre, on obtient généralement les litharges marchandes par l'oxydation de plomh très-pur et trba-panTre. L'opération est oondvile à pea près de la même manière que la coupellation du plomb d'œuvre, mais Vargent n'estplusqu'on produit tout à fait secondaire. Dans l'état actuel du commerce des métaux il y a un grand atantage^ pour les usines qui traitent d'énormes qvanfilAft de ptomb tf'ttiivre, à ne produire qve du plomb et de l'ai^e^i.

268 MÉTHODES DE TRAirEMENT

est livré au commerce ; des crasses diverses, écu mages, balayures d'ateliers, etc. ;

30 Traitement des crasses dans un four à réverbère , donnant comme produits : du plomb pur assez argentifère pour être traité par cristallisation ; des scories et des crasses pauvres, qui ne peuvent être utilisées que dans la foute des minerais ;

4° Coupellation du plomb enrichi ; on obtient : de Targeulbrut qui est purifié par un raffinage; des litharges toujours riches en argent, et des fonds de coupelle ;

5® Révwification des litharges, produisant : du plomb d'œuvrequipeutêtreportédirectementà la cristallisation; des scories qui doivent être traitées avec les minerais, ou avec les divers résidus pauvres en plomb et en argent.

Les produits définitifs sont donc : l'argent et le plomb pauvre très-pur, dont la vente est de tout temps facUe et assurée ; on n'obtient pas de litbarges pour lesquelles les exigences commerciales sont très-variables.

Première opération. — Purification du plomb d'œuvre. — Le plomb donné par le traitement des minerais contient souvent un peu de zinc, du fer, du cuivre, de l'arsenicy de Tantimoine et du soufre, en proportion variable, généralement inférieure à 5 pour 100.

Le but de la purifieation est d'oxyder la presque totalité de ces corps étrangers, en perdant le moins possible de plomb par volatilisation et par oxydation. Elle est faite dans un four à réverbère de très-grandes dimensions, dans lequel les flammes sont constamment oxydantes, et la température ne dépasse pas le rouge sombre ; le plomb d'oeuvre y est maintenu en fusion tranquille, les corps étrangers viennent en grande partie nager à la surface du métal en fusion, et s'oxydent lentement. On enlève de temps en temps les crasses, et on reconnaît à

DES MonBAis DB PUMB ofintriPftBBs. 969

leur aspect que la purification est suffisamment avancée ; à ce moment, on fait couler le métal dans un bassin extérieur, on le moule en saumons qui sont portés à FateUer de cristallisation. Les crasses sont réduites dans un four à manche peu élevé et donnent du plomb trèsimpur, très«pauvre en argent^ et qu'on vend à des prix ordinairement peu élevés.

DUpagition du four. — Le four à réverbère, généralement adopté, présente une disposition spéciale. La sole a la forme d'un rectangle dont les angles sont arrondis ; la voûte est assez élevée pour que le mouvement des flammes ait lieu à une certaine hauteur au-dessus du métal en fusion. Le four n'a qu'une seule porte, servant au chargement et au travail, placée au milieu de l'un des petits côtés du rectangle, qui forme le devant du four. Deux foyers sont disposés le long de la sole et près de la porte de travail ; les flammes sortent par un rampant à l'extrémité de la voûte, et sont conduites dans des chambres de condensation et ensuite dans une che* minée peu élevée.

Cette disposition permet de chauffer régulièrement la charge, et met les ouvriers à l'abri des vapeurs plombeuses : on peut brûler de la houille ou des lignites ; la porte de travail presque entièrement ouverte, pu fermée seulement en partie, laisse arriver sur la sole Texcès d'air nécessaire à l'oxydation lente. Le point le plus profond de la sole est auprès de la porte, le trou de coulée est placé sous la tablette de travail.

Opération. — Les lingots de plomb d'œuvre sont chargés sur la sole à l'aide d'une pelle ; ils entrent presque immédiatement en fusion, le four étant encore chaud de l'opération précédente ; on a bien évidemment intérêt à employer des fours trèspgrands et à faire des charges très-fortes, par exemple de 9 à 10 tonnes : le charge-

270 HÉiBODEs DB TRAimuafr

ment et la fusion exigent plusieurs faeuriSi et pendant ce temps, le feu est poussé dans les deux foyers » de manière à maintenir la température à peu près stationnaire au rouge sombre^ c'est-à-dire au même point que pendant toute TopératioD.

Dès que la fusion est terminée» on ferme la porte de chargement en ne laissant qu*une ouverture peu élevée au ras de la tablette de travail, afin de n'admettre sur la soie qu'une quantité limitée d'air extérieur. L'ouvrier n'a plus alors qu'à entretenir le feu et à retirer avec un ràble les oxydes qui se forment à la surface du plomb.

L'aspect de ces crasses indique la marche de la purification ; quand elles paraissent être dé l'oxyde de plomb à peu près pur, on fait couler tout le plomb dans te bassin extérieur» on écume lu surface et on moule dajm des lingotières.

La durée âe l'opération, et la quantité de plomb oxydé en même temps que les corps étrangers, sont extrdme«ment variables avec l'impureté du plomb d'œuvre, et surtout avec la nature des corps étrangers ; le zino et le soufre sont oxydés avec rapidité ; l'antimoine et l'arsenic se séparent beaucoup plus lentement et causent une perte bien plus grande en plomb. Le ouivre ne passe jamais qu'en partie dans les oxydes; on ne doit pas chercher à en purilier complètement le piomb%

Pour oeriains plombs impurs, il ue faut pas moins de trente heures pour arriver au degré de pureté que nécessite la cristallisation, et on n'obtient pas plus de 70 à 75 pour 100 de plomb purifié.

Produits. — Les produits sont t le plomb purifié, les crasses et les fumées.

Le plomb pur ne contient plus qu'un peu de cuivre, sa teneur en argent est augmentée dans le rapport in*verse de la diminution de poids subie par le métal impur

DES Hinnià» M PUMIB âBttMriFÈRES. 271

mis en opération : l*argent ne s'oxyde pafc d'une ma^ nière appréciable, et la volatitisation des deux métaux est très-faible. Les crasses sont de plus en plus riches en oxyde de plomb depuis le commencement jusqu'à la fin de la purification ; leur richesse moyenne en plomb est difiBcile à déterminer avec exactitude, mais n'est probablement pas inférieure k 60 pour 100 t elles sont trè»pauvres en argent ; le métal fin qu'elles contiennent est presque entièrement à Tétat de grenailles, enlevées par le ràble en même temps que les crasses. Elles sont réduites au four à manche, avec addition d'une petite quantité de scories» et produisent du plomb très-impur, dans lequel sont concentrés en grande partie les corps étrangers, notamment l'antimoine et l'arsenic, que renfermait le plomb d'œuvre : la perte en métal dans cette réduction s'élève au moins à 10 pour 100 du plomb contenu dans les crasses ; mais, en outre, le plomb produit est généralement très-impur, et n'a qu'une valeur commerciale très-faible. L'argent des crasses est néces* sairement perdu.

Les fumées sont obtenues en très-petite quantité i on n'a besoin de nettoyer les chambres qu'à de très-longs intervalles. Elles sont composées d'oxyde, de carbonate, de sulfate, d'arseniate et d'antimoniate de plomb, et ne sont pas notablement argentifères. Bh raison de l'arsenic et de l'antimoine qu'elles renferment, elles doivent être passées au four à manche avec les crasses.

Je n'ai aucune observation chimique à présenter au sujet de cette opération, qui correspond à la période de formation des abzugs, des abstrichs et des litharges impures dans la coupeilation allemande.

Segombb opératioii.-«- Ghisulusation ou pattinsoiiaob. -« Celte opération doit son nom à l'inventeur, M. Pattinson ;

272 iifiiiu»>S8 -DE numoiBiiT

elle a pour but spécial de retirer du plomb purifié, plus ou moins ricbe en argent, le plus possible de plomb pauvre destiné à la vente, en concentrant l'argent dans un poids très-faible de plomb riche, qui seul est soumis à la coupellation. On évite par là Ténorme perte en plomb à laquelle donnent lieu la coupellation directe de la totalité du plomb purifié , suivie de la révivification des litharges produites, ^opération est basée sur le principe suivant : Quand on laisse refroidir lentement une grande masse de plomb argentifère, porté à une température un peu plus élevée que celle nécessaire à la fusion, le plomb pur cristallise le premier, l'alliage de l'argent avec le plomb reste plus longtemps fondu et en dissolution dans la partie du plomb qui n'est pas encore solidifiée. Si on enlève les cristaux à mesure qu'ils se produisent, le bain métallique devient de plus en plus riche en argent. Théoriquement, les cristaux ne devraient être ar* gentifères que lorsqu'on serait arrivé à ne laisser dans la chaudière que le plomb chimiquement combiné avec l'argent : dans la pratique il ne peut pas en être ainsi; les cristaux se forment dans un liquide argentifère ; ils retiennent entre leurs lamelles, et par interposition , une certaine quantité de ce Uquide, et pour cette raison deviennent de plus efn plus riches : leur teneur augmente progressivement, jusqu'au moment où il ne reste plus dans la chaudière que la combinaison définie des deux métaux.

Il n'est donc pas possible de diviser, en utUisant le principe précédent, un plomb d'œuvre proposé en deux parties , Tune de plomb très-pauvre, l'autre de plomb trè&-riche, en n'opérant qu'une seule fusion et un seul refroidissement. On ne peut arriver à ce résultat qu'à la suite d'un grand nombre de fusions et de refroidis-

DES NDVERAIS BE PLOMB ARGENTIFÈIlEfl. 273

aements, et en fractionnant, dans chaque opération , et suivant une loi déterminée, les cristaux de plus en plils argentifères qui se forment dans la masse en fusion.

Dans les diverses usines qui emploient maintenant cette méthode, on peut signaler de nombreuses différences dans le mode d'application, dans le nombre et les dimensions des chaudières employées, dans la loi adoptée pour le fractionnement des cristaux, dans la teneur en argent des deux produits extrêmes, le plomb pauvre destiné à la vente, le plomb riche qui doit être coupelle, etc.. Ces différences résultent principalement de la quantité de plomb d'œuvre qui doit être annuellement traitée dans ces usines. L'installation la plus parfaite, le travail le plus régulier, ne se trouvent que dans les grandes usines, ou du moins dans celles qui ont été construites en vue de traiter dans Tannée plusieurs milliers de tonnes de plomb d'œuvre. Dans les usines dont la production est faible, on a cherché à simplifier l'installation des ateliers, et le travail en souffre nécessairement un peu.

Je n'ai pas besoin d'insister sur ces différences, qui sont toujours faciles à comprendre, et ne changent rien à la partie fondamentale du procédé lui-même : je supposerai, pour Texplication générale, qu'il s'agit d'une usine importante, dont les appareils sont établis en vue d'une forte production.

Disposition des appareils. — Les chaudières dont on se sert pour les fusions successives sont en fonte, de forme à peu près hémisphérique, et rangées, au nombre de onze ou de neuf, sur une seule ligne dans un massif de maçonnerie. Chacune d'elles est chauffée par un foy^ spécial, les gaz sont conduits dans une cheminée commune, plus ou moins élevée, suivant l'activité de tirage que nécessite le combustible employé.

A côté de chaque grande chaudière s'en trouve une

374 HÉiHODEs DE TfumonRir

plus petite^ contenant du plomb et chauffée par les flammes du même foyer, ou par un foyer spécial ; elle sert à nettoyer rapidement la cuiller hémisphérique, percée de trous comme une écumoir^ avec laquelle on enlève les cristaux. Les cuillers, de grandes dimensions, sont manœuvrées à Taide de treuils fixes, placés en avant du massif, et de chaînes à crochets, suspendues à des chariots porteurs ; les chariots sont mobiles sur deux lignes de rails fixés à la hauteur des fermes de Tatelier, aur dessus de la ligne des grandes chaudières.

Opérutiofi. — Pour décrire plus clairement Topération^ je fais les hypothèses suivantes : le plomb proposé est à la teneur moyenne de 50 grammes ; les chaudières peuvent tenir aisément 7,000 kilogrammes de plomb fondu. Je désigne les deux chaudières au milieu de la rangée par les lettres A, B, et celles qui suivent de chaque côté par les lettres A', A% A% A-^ et BS B'S B''^

Dans les chaudières A, B, on travaille des plombs à 30 grammes ; dans celles A', A^'..., des plombs de plus en plus riches, et de l'autre côté, dans B^ B'^.., des plombs de plus en plus pauvres ; chaque chaudière reste affectée à du plomb d'une teneur déterminée.

Dans B, on charge 7,000 kilogrammes de plomb à 30 grammes, on chauffe rapidement jusqu'à fusion complète, et généralement on dépasse un peu la température strictement nécessaire : on étouffe le feu et on accélère le refroidissement eu jetant un peu d'eau à la surface du métal ; ce mode de refroidissement fait ga<gner du temps, mais il demande beaucoup d'attention de la part de tous les ouvriers de Fatelier ; Teau produit souvent d^ petites explosions, qui projettent du plomb fondu à une grande distance de la chaudière. On évite le danger pour les hommes et la dispersion d'une certaine partie du métal, en consacrant un peu plus de temps à la

DBS mmMis m Ftion àft««imFiaiE8. S7S

etau reffoidissetnent, et en nese servant {yas d'eau.

La solidifloation commence à la surface et contre les parois de la chaudière, un des ouvriers détache ces premières croûtes avec un ringard et brasse fortement le bain, afin de régulariser rabaissement de la tempe* rature, et afin de déterminer la formation des cristaui isolés, en même temps dans toute la masse en fusion ; le brassage est continué presque sans interruption jusqu'à la fin de Topération : ces précautions sont nécessaires pour que les cristaux formés contiennent le moins possible d'argent

La cuiller en fer, préalablement chauflfêe, est plongée dans la chaudière quelque temps d'avance et prend rigoureusement la température du bain métallique.

Quand les cristaux sont produits en quantité suffisante, on les ramasse avec la cuiller , et ceUe-ci est amenée, à Taide du treuil, au-dessus de la surface du métal ; on laisse égoutter quelques instants, et on transporte cette première charge à c6té de B', sur la plaque de fonte qui recouvre tout le massif en maçonnerie. La cuiller est refroidie, les trous sont en partie bouchés par du plomb solidifié ; on la réchauffe et on la nettoie rapidement en la plongeant dans la petite chaudière, qui est placée entre A et B, et qui contient du plomb maintenu constamment en fusion. On procède ensuite à l'enlève* ment d'une nouvelle quantité de cristaux, qui sont transportés près de B') et le travail est continué jusqu'à ce qu*on ut retiré de la chaudière B environ 4,o6o kilogrammes de plomb : Texpérience indique que la teneur moyenne de cette première partie est de 15 grammes, c'est-à-dire la moitié de celle du plomb proposé. Le travail continue dans B, et on retire environ 1,000 kilo** grammes de cristaux, dont la teneur moyenne est à peu près celle du plomb primitif; ils sont déposés dans A,

276 MfiraoDEfl DB TBAimmir

ou ^r la plaque de fonte à c6ié de cette chaudière.

A ce point du refroidissement, il reste dans B 2»000 kilogrammes de plomb» tenant en moyenne 60 gram-* mes d'argent ; on ne cherche pas à diviser cette partie, et on la porte dans A', en employant à cet effet une cuiller pleine.

La chaudière B est alors libre, et on peut procéder à un nouveau chargement.

L'opération, conduite comme je viens de l'indiquer sur 7,000 kilogrammes de plomb à 30 grammes, donne trois produits : 4,000 kilogrammes de plomb appauvri à 15 grammes; 1,000 kilogrammes à la teneur du plomb proposé, et 2,000 kilogrammes de plomb enrichi à 60 grammes. Je dois prévenir que les poids et les teneurs énoncés ne sont qu'approximatifs : la division se fait en volume, d'après le nombre des cuillers de cristaux enle* vés ; la teneur en argent des produits est un peu variable avec les soins apportés par les ouvriers à l'enlèvement des cristaux.

La même observation s'applique à tout le travail de l'atelier.

Quand on a réuni 7,000 kilogrammes de cristaux à 15 grammes, on charge B', et on conduit l'opération de la même manière ; on obtient : 4,000 kilogrammes de plomb à 78<',50, portés dans la chaudière suivante B^; 1,000 kilogrammes à la teneur de 15 grammes, mis en dépôt pour être retraités dans B', et 2,000 kilogrammes de plomb à environ 30 grammes, portés à l'une des deux chaudières A ou B.

Dans B'^ on traite absolument de même le plomb à 7«^50 ; d'une charge de 7,000 kilogrammes on retire : 4,000 kilogrammes à 3^^,75, mis en dépôt à côté de B"^, ou dans la chaudière elle-même ; 1 ,000 kilogrammes à la teneur de 7e',50, disposés à côté de B'^ ; 2,000 ki-

DES MIMBIIAIS DB PLOHB ARGEMUFÈESS. 277

logrammes à i5 grammes, reportés auprès de B'.

Le plomb à la teneur de 3^^,75 est considéré comme assez pauvre en argent pour être livré au commerce : il est seulement refondu dans la dernière chaudière^ et moulé dans les lingotières avec les précautions nécessaires pour obtenir du plomb très-doux et des saumons bien propres.

Dans la pratique, le travail des ouvriers ne peut pas être absolument régulier, la teneur du plomb marchand n'est pas rigoureusement de 3s'^,75, mais elle varie entre 3 et 4 grammes. Il est possible d'appauvrir encore davantage le plomb, et de livrer au commerce des saumons qui ne tiennent pas, en moyenne, 2 grammes d'argent : on ne cherche pas dans toutes les usines à descendre jusqu'à cette limite, parce que les frais qu'il faut faire pour latteindre sont généralement trop élevés pour être couverts par la petite quantité d'argent qu'on obtiendrait en plus. Dans le cas où on veut produire du plomb marchand à une teneur inférieure à 2 grammes, il faut traiter par fusion et cristallisation le plomb à 3^^,75, mais il est convenable de simplifier autant que possible l'opération, en adoptant une loi de fraction* nement un peu différente de celle exposée précédemment : pour une charge de 7,000 kilogrammes, on enlève d'abord 5,000 kilogrammes de cristaux, tenant moins de 2 grammes, et on porte les 2,000 grammes restant à la chaudière B'\ en les considérant comme étant à peu près à la teneur de 7^,50.

Dans les chaudières placées de l'autre c6té de A, on procède à l'enrichissement progressif et à la production du plomb d'œuvre destiné à la coupellation. Quand on a réuni 7,000 kilogrammes de cristaux ou de plomb à la teneur de 60 grammes, on charge A', on met en feu et on procède à la cristallisation par refroidissement lent.

378 Htaio&ES ra TUOËMKm

en di?i&ant l6S cristaux suivant la loi précédente. On divise la charge en trois parties : la première de 4,000 kilogrammes, à la teneur de 30 grammes ; ces cristaux sont portés à la chaudière A, dans laquelle ils sont traités comme le plomb primitif; la seconde de 1,000 kilogrammes, à la teneur moyenne de ttO grammes'; elle est mise en dépôt pour être traitée de nouveau dans A'; la dernière, de 2,000 kilogrammes, est à une teneur double, de 130 grammes environ ; elle est transportée à la chaudière suivante A''.

Le plomb à 120 grammes est traité d'une manière analogue dans A'' ; la charge de 7,000 kilogrammes est divisée en trois parties, dont les poids sont de 4,000 kilogrammes, 1 ,000 kilc^ammes, 2,000 kilogrammes, et dont les teneurs en argent sont respectivement de 60 grammes, 120 grammes, 240 grammes. La première partie rentre à la chaudière A% la seconde revient dans A'^ la troisième est portée à A'^^

Dans la chaudière A"^ on traite de même les cristaux à 240 grammes, et on obtient, d'une charge de 7,000 kilogrammes : 4,000 kilogrammes à 120 grammes, 1,000 kilogrammes à 240 grammes, et 2,000 kilogrammes à 480 grammes.

Dans A'^, la cristallisation lente de 7,000 kilogrammes de plomb à 480 grammes donne : 4,000 kilogrammes à 240 grammes, 1 ,000 kilogrammes à 480 grammes, et 2,000 kilogrammes à 960 grammes. Cette dernière partie est moulée en lingots, et ceux-ci sont portés à la coupel* lation.

Dans quelques usines on cherche à obtenir du plomb d'œuvre encore plus riche, en soumettant à une nou* velle fusion les plombs à 960 grammes ; une charge de 7,000 kilogrammes donne 2,000 kilogrammes de plomb à 1,920 grammes.

DES HlNEEAiS DE PU)IIB AROSKTIFÈRES. 279

Dans le travail conduit comme je viens de Pexposer, les produits intermédiaires sont très-nombreux, chaque opération donnant trois classes de cristaux à des teneurs difiFérentes; i! est extrêmement dilïicile de régler le travail de l'atelier de manière à éviter les fausses manœuvres et à donner à l'activité du personnel la régularité convenable.

Très-fréquemment on doit mettre en dépôt, sur le sol de l'atelier, des cristaux pour lesquels il n'y a pas de place à 'c6té de la chaudière dans laquelle ils doivent être chargés; très-souvent aussi plusieurs ouvriers restent inactifs en attendant la fusion d'une charge. L'organisation du travail a sur les frais spéciaux de l'opération une influence presque aussi grande que celle des prix du combustible et de la main-d'œuvre.

La loi de fractionnement que j'ai indiquée tout à l'heure n'a rien d'absolu, on peut en adopter une autre plus ou moins analogue, et obtenir de bons résultats; la seule condition essentielle à laquelle doive satisfaire la division des charges dans les chaudières successiveSi eet de se prêter à la régularité du travail.

ObêérvatUMê. — L'opération donne deux produits principaux : du plomb pauvre, en saumons, tenant de 2 à 4 grammes d'argent; du plomb riche, destiné à la cou«pellation, contenant de 960 à 1,930 grammes. Dans chaque usine et pour des plombs d'une richesse à peu près constante, les frais spéciaux varient notablement avec les teneurs en argent de ces deux produits; la complication des opérations est trop grande pour qu'on puisse, à priori^ calculer exactement les frais qui correspondent aux limites d'appauvrissement du plomb marchand, et d'enrichissement du plomb d'œuvre. La détermination de ces frais ne peut être faite que par des expériences directes; en comparant leurs résultais avec

280 MÉIHODSS DE TRAirEMBlIT

les pertes en argent, et avec les frais et les produits de la coupellatioD, un directeur habile est bientôt fixé sur les deux limites extrêmes auxquelles le travail doit s'arrêter.

Ces limites sont très- variables avec la teneur en argent du plomb proposé ; en général il faut appauvrir davantage les saumons livrables au commerce, quand cette teneur est peu élevée; le degré d'enrichissement du métal destiné à la coupellation a une importance bien plus grande pour des plombs déjà très-riches. La fixation de ces limites est une question de chiffres, dans laquelle je ne peux entrer maintenant.

La méthode dont je m'occupe en ce moment est applicable, dans des conditions tout à fait spéciales, aux plombs très-riches en argent aussi bien qu'aux plombs très-pauvres ; son principal avantage sur la coupellation directe est de donner comme produit presque immédiat la plus grande partie du plomb à Tétat marchcuid, et d'éviter la perte de ce métal, inévitable et très-forte quand il faut révivifier toutes les Utharges. Il y a bénéfice certain à produire deslitharges en coupellant directement les plombs riches ou pauvres, toutes les fois que les litharges peuvent être vendues facilement, et à un prix supérieur à celui du plomb ; au contraire, quand ces produits sont difficiles à vendre, la cristallisation acquiert un avantage marqué sur la coupellation allemande, avantage à peu près indépendant de la richesse du plomb d 'œuvre. Presque dans tous les pays industriels cette méthode est adoptée pour des plombs pauvres, dont on traite un poids considérable dans chaque usine; elle n'est que très-peu employée pour les plombs riches en argent; il ne faut pas conclure de ce fait que la cristallisation est plus avantageuse pour les plombs trèspauvres, car elle présente les mômes inconvénients et

DES MOEA&fS DE PUND âMElRIFiaBS. 281

presque les mêmes avantages pour les plombs de toute teneur. Le fait général que je viens de signaler s'explique par des considérations très«simples : dans les usines qui peuvent produire ou se procurer à des prix raison* nables de grandes masses de plomb pauvre, les ateliers de cristallisation sont maintenus en activité constante et régulière ; le plomb pauvre» produit presque sans pertes, peut être vendu avec facilité, tandis qu'il serait impossible de vendre les litharges que donnerait la coupellation directe. Au contraire, les plombs riches sont ordinairement produits en quantité très-limitée, les litharges qui sont obtenues par coupellation se vendent avec assez de facilité à des prix élevés, et, d'un autre côté, la masse de plomb n'est pas assez forte pour qu'on puisse maintenir en activité constante un atelier de cri&tallisation, même très-petit.

Le choix entre les deux méthodes, coupellation di* recte, cristallisation, est décidé par le nombre de tonnes de plomb que l'usine doit traiter, par la facilité ou la difficulté de la vente des litharges, et non pas par la teneur en argent des plombs proposés.

Produits. — On obtient dans la cristallisation deux produits principaux, le plomb d'œuvre et le plomb marchand ; et un produit secondaire, les crasses et balayures de l'atelier ; ces dernières sont fondues dans un réverbère, comme je l'indiquerai tout à l'heure, et donnent une certaine quantité de plomb peu argentifère, qui rentre dans la série des cristallisations, à la chaudière qui répond à sa teneur. Par là se trouve compensée en grande partie la perte en plomb, et généralement on obtient, pour la vente et pour la coupelle^ des lingots dont le poids représente à très-peu près le plomb mis en opération; rarement la perte en plomb s'élève jusqu'à 11/2 pour 100; l'argent se retrouve en entier dans les deux

988 wfmsm^ w TiuyniiBHi

produits principaux, œais on doit considérer comme entièrement perdu celui qui reste dans le plomb marchand. Il est toujours possible de pousser au même point TapT* pauvrissement de ce produit, quelle que scât la richesse du plomb proposé, et par conséquent on perd en poids absolu d'autant plus d'argent qu'on obtient une quantité plus grande de plomb marchand, ou, en d'autres termes, que le plomb proposé est à une teneur moins élevée.

Je crois utile de citer ici quelques chififres relatifs à la perte en argent pour des plombs de richesses très*diffèrentes, en supposant que, pour tous, le degré d'appauvrissement des saumons soit à peu près le môme, l'enrichissement du plomb d'ûeuvre variant au oontraire avec la richesse du plomb mis en opération.

1® PhmUf à 30 grammes. -^ On appauvrit le plomb marchand jusqu'à la teneur moyenne de 3 à 4 grammes; renrichissement du plomb d'œuvre peut être poussé jusqu'à 960 ou jusqu'à 1 ,9i0 grammes, ce qui fait deux eas différents à considérer.

Dans le premier eas, 1 ,000 kilogrammes de plomb à 30 grammes, soumis à la cristallisation, donnent :

957 kilogrammes de plomb marchand, tenant de 3 à4 grammes d'argent;

S8 kilogrammes de plomb d'oeuvre, à la teneur de 960 grammes.

La perte en argent est de 35 à 34 grammes, soit d'environ 11 pour 100 du métal contenu dans le plomb proposé.

Les teneurs en argent dont je parle sont celles que donnent les essais par voie sèche; la coupellation allemande rend ordinairement plus d'argent que les essais ne l'indiquent, par conséquent cette perte de 11 pour 100, due à la cristallisation, serait évitée si on pouvait soumettre le plomb proposé à la* coupellation allemande, c'est-à-

DES MIIWIUIS B£ PLOMB ABOB^flFÈRCS. 985

dire si on pouvait tirer un prix convenable des litharges.

Dans ie second cas, 1 ,000 kilogrammeB de plomb à 30 grammes donnent :

970 kilogrammes de plomb marchand, à la teneur de 3 à 4 grammes ;

15 kilogrammes de plomb riche, tenant environ 1 «920 grammes.

La perte en argent est de* 34 à 35 grammes, à très- peu près la marne que dans le premier cas; le seul avantage qu'on ait à enrichir davantage le plomb d'œuvre, en augmentant les frais de la cristallisation, est de diminuer la quantité de plomb àcoupeller. On ne peut donc décider d avance s'il y a intérêt à enrichir à 1 ,920 grammes au lieu de s'arrêter à 960 grammes; il faut comparer la diminution des frais et des pertes de la coupellation à l'augmentation des frais de cristallisation.

2^ Plomb à 60 grammes. ^ La cristallisation est conduite comme je l'ai indiqué pour le plomb à 30 grammes; on pousse Tappauvrissement jusqu'à la teneur moyenne de 3 à 4 gramtnes, le plomb d œuvre est enrichi à J ,920 grammes.

De 1,000 kilogrammes de plomb à 60 grammes, on obtient :

055 kilogrammes de plomb marchand, à la teneur de 3 à 4 grammes ;

30 kilogrammes de plomb d'œuvre, à la teneur de 1^920 grammes.

La perte en argent est de 33 à 34 grammes au plus ; elle est au plus égale en valeur absolue à celle qu'on subit dans la cristallisation du plomb à 30 grammes ; comparée à l'argent contenu dans les 1 ,000 kilogrammes de plomb primitif, elle est moitié moins forte. Je ne considère pas l'enrichissement du plomb d'œuvre à 960 grammes seulement^ parce qu'il faudrait répéter ce

384 MÉTHODES DE IRAITBIIEMT

que j*ai dit précédemment : les frais et les pertes à la GOupellatioD seraient plus grands, les frais de cristallisation seraient moins élevés, la quantité absolue d'argent laissée dans le plomb marchand serait à très-peu près la même; des expériences directes, faites avec grand soin, peuvent seules indiquer dans chaque usine la limite d'enrichissement à laquelle il convient de s'arrêter. J'ai pris la limite de 1,920 grammes pour marquer que généralement il faut enrichir davantage le plomb d'œuvre quand le plomb proposé est plus riche.

3<* Plomb à 300 grammes. — Sans faire aucune hypothèse spéciale sur la loi de fractionnement qu'il conviendrait d adopter pour des plombs de cette teneur, j'admets qu'on pousse Tappauvrissement jusqu'à 4s%50, et l'enrichissement jusqu'à 2,400 grammes.

De 1,000 kilogrammes de plomb à 300 grammes, contenant 3,000 grammes d'argent, on retire :

862 kilogrammes de plomb marchand, à la teneur de 4«%50;

Et 123 kilogrammes de plomb riche, à la teneur de 2,400 grammes environ.

On laisse dans le plomb marchand de 38 à 40 grammes d'argent, à très-peu près la même quantité que dans les deux exemples cités plus haut, bien que l'appauvrissement du plomb marchand soit poussé un peu moins loin; le rapport de l'argent ainsi perdu à l'argent contenu dans le plomb proposé est très-faible, il est de 1,33 pour 100.

Il est de plus facile de comprendre que si l'appauvrissement du plomb marchand est poussé jusqu'à la même limite, la perte absolue d'argent est d'autant moindre que le plomb proposé est plus riche.

Il y a toujours intérêt à beaucoup enrichir le plomb destiné à la coupellatiou, parce que les firais et les pertes

DES MimniAIS DE PUMB ABGQimrÈRSS. 285

qu'entraîne cette opération prennent une grande importance quand le plomb soumis à la cristallisation est trèsriche. Ainsi, pour le cas que je considère maintenant, si on enrichit à 1,200 grammes seulement, on a, pour la coupellation, près de 250 kilogrammes de plomb riche, on n'obtient pas à Tétat de plomb pauvre plus de 735 kilogrammes. Les frais de la cristallisation sont un peu moins élevés, mais la différence ne compense certainement pas Taccroissement des pertes et des frais de la coupellation et de la révivification des litharges produites. Il y aurait au contraire avantage à dépasser la teneur de 2,400 grammes pour Tenrichissement du plomb d'œuvre.

4^ Plomb à 500 grammes. — Pour des plombs aussi riches, il faut atteindre la teneur de 4,000 grammes pour la partie destinée à la coupellation ; le plomb marchand peut être appauvri jusqu'à 3^^,50.

De 1 ,000 kilogrammes de plomb à 500 grammes, on obtient:

860 kilogrammes de plomb marchand, à la teneur de 3*^,50;

Et de 124 à 125 kilogrammes de plomb d'œuvre, à la teneur de 4,000 grammes environ.

On ne laisse dans le plomb marchand que 30 grammes d'argent, quantité négligeable auprès de celle que contient le plomb proposé ; en diminuant le nombre des cristallisations successives, et laissant 7 grammes d'argent par 100 kilogrammes de plomb marchand, on abaisse notablement les frais de l'opération, et cependant on ne porte la perte totale en argent qu'à 00 grammes; il peut donc y avoir avantage, dans certaines conditions industrielles, à ne pas pousser l'appauvrissement aussi loin que je viens de l'admettre. Au contraire, pour renrichifisement, il est essentiel d'atteindre au moins la

286 1IÉIII0DE8 DE TRAimiKT

limite de 4,000 grammes pour 100 kilogrammes de plomb d'œuvre; si on s arrôte à 2,000 grammes, on a près de 250 kilogrammes de plomb *riche à coupeller, les dépenses et les pertes sont de smle beaucoup aug^ mentéesdans la coupeliation et dans la révivification.

Les considérations qui précèdent suffisent pour faire comprendre dans quel sens la cristaliisation doit être appliquée ou modifiée, suivant la teneur en argent des plombs proposés; dans un des chapitres qui suivent, j'entrerai dans les détails des frais spéciaux, et je ferai ressortir plus nettement, par des chiffres, le grand avan-^ tage que présente la cristallisation sur la coupeliation allemande, quand les litbarges produites ne peuvent pas être vendues à des prix élevés.

Plombs impurs. — Avant de décrire la coupeliation anglaise, je dois encore dire quelques mots au sujet de la pureté du plomb qu'on traite par cristallisation. La présence d'une faible proportion dé fer, de zinc, d'arsenic, d'antimoine, de soufre, etc., contrarie beaucoup la netteté de la séparation du plomba et, pour cette raison, il est indispensable de purifier préalablement le plomb proposé. De plus« la purification serait encore utile quand bien même cette raison majeure n'existe* rait pas; il suffit, pour s'en convaincre, de suivre attentivement la série des opérations dans Thypodièse de plombs impurs. Dans les fusions successives, les corps étrangers viennent seulement en partie s'oxydera la surface du métal : on écume les crasses avant de pro-^ céder à l'enlèvement des cristaux, et tous les produits partiels retiennent encore une fraction plus ou moins notable des corps étrangers. Les deux produits extrêmes doivent être très-purs : le plomb riche, pour que la coupeliation soit facile et ne donne que peu de pertes; le plomb marchand, pour que sa valeur soit aussi grande

DES MlUnUIB DC FMHIB AMClinFÈRES . !M7

que possible. Par conséquent, ayaut d'arriver à cesdetix produits, la purification doit être complète, par suite de l'oxydation des corps étrangers dans les fusions nom^ breuses; on doit donc faire en détail la même purification que dans uo réverbère^ avec le désavantage qu'une partie des crasses sont forinées à la surface du plomb riche en argent, et retiennent une certaine quantité de ce métal ; la perte en argent est donc plus forte que lorsqu'on soumet le plomb lui-même à l'oxydation préaplable dans un réverbère. Les crasses sont en poids considérable, et leur réduction donne du plomb très-impur, qu'il est impossible de traiter directement par cristallisation.

TrOISIAME OPÉRATIOll. *- TRAtteMEIfr DES GRASSES. -— A

chaque fusion dans les chaudières il se forme^ à la sur^ face du métal, une petite croûte d'oxyde de plomb; on la sépare avant d'enlever les premiers cristaux, et on la réunit aux balayures de l'atelier. Les crasses sont essen<^ tiellement composées d'oxyde de plomb (je suppose que le métal a été parfaitement purifié avant la cristallisation) et ne contiennent que très-peu d'argent.

Les balayures renferment des poussières et des ma^* tières terreuses, et des grains de toutes dimensions de plomb métallique plus ou moins argentifère ; ces grains sont tombés sur le sol dans le transport des produits d*une chaudière à l'autre, ou proviennent des petites explosions qui ont lieu quand on refroidit le métal fondu avec de l'eau. Toutes ces matières sont traitées en même temps par une simple fusion rédudtive.

L'opération n'est pas assez importante pour que je la décrive en détail; je me contente de la signaler pour compléter l'exposition de la méthode anglaise. La fusion décompose l'oxyde de piomb des crasses, réunit le métal des balayures; à la surface viennent nager les matières

288 MfilOHDSS DE nURBIffilIT

terreuses ; on les enlève avec un rftble, sans chercher à les scorifier, et on obtient ainsi de nouvelles crasses, pauvres en argent, mais retenant toujours du plomb, et qu'il convient de passer, soit dans le traitement des minerais, soit dans la fonte des résidus» quand cette opération est faite à Tusine.

Quand la surface du plomb est débarrassée des crasses, on procède à la coulée et au moulage en lingots. Le plomb obtenu est essayé pour argent» et porté à la chaudière qui conrespond à sa teneur ; il rentre ainsi dans le roulement général de la cristallisation.

Quatrième opération. — Goupellation. — Le mode de coupellation adopté en Angleterre, bien longtemps avant Tinvention de M. Pattinson, s'applique également aux plombs très-pauvres et aux produits très-riches des ateliers de cristallisation : on remploie avec succès pour la production spéciale des litharges marchandes, en traitant des plombs dont la teneur en aident est à peu près nulle. Je n'ai besoin, pour faire comprendre cette méthode, que de considérer un seul cas spécial ; je prendrai pour exemple la coupellation du plomb tenant 960 grammes : pour des plombs plus riches ou plus pauvres, la conduite de l'opération présente quelques différences, dont il est facile de se rendre compte par les détails que je vais présenter pour un cas particulier, et par l'observation des résultats qu'on cherche à obtenir.

La coupellation du plomb à 960 grammes doit donner deux produits principaux : l'argent brut, soumis ultérieurement au raffinage ; les litharges, dont la teneur en argent est toujours notable et augmente depuis le commencement jusqu'à la fin de l'opération.

Les litharges sont révivifiées, et le plomb produit doit être traité par cristallisation ; il est utile de diviser les

DES HnCERAIS DE PLeMB àSmBBtmtSMS. 289

litharges d*après leur teneur en argent» afin de simplifier le travail d'enrichissement du plomb qu'elles produisent.

La coupellation est divisée en deux parties : dans la premièrei on cherche à obtenir des litharges pauvres en argent, en arrêtant Toxydation au moment où le plomb arrive à la teneur de 8 pour 100; dans la seconde, on produit des litharges riches et on conduit l'oxydation du plomb jusqu'à Téclair. Ces deux opérations distinctes sont faites Tune après Tautre, soit dans le même four, soit dans des fours distincts.

Disposition du four. — Le four employé est un réverbère à voûte fixe, dont la sole mobile est une coupelle en 06 calcinés, portée sur un chariot en fer : on chauffe à la houille, le tirfi^e nécessaire est produit par une cheminée peu élevée; on n'interpose aucun appareil de condensation des famées entre la sole et la cheminée.

La coupelle a des dimensions très^faibles, car elle ne doit pas contenir plus de 500 kilogrammes de plomb ; elle est faite en os calcinés, imprégnés d'une dissolution alcaline, et fortement tassés dans un cadre de forme elliptique, en fer forgé. Le grand axe est placé parallèlement au pont ; à Tune de ses extrémités la paroi du four est traversée par la buse, par laquelle est lancé sur le métal fondu le vent nécessaire à l'oxydation du plomb : en face est la porte de travail, par laquelle sortent les litharges : elle est assez large pour permettre l'entrée et la sortie du chariot porteur. A c6té et près du rampant se trouve la porte de chargement, servant à l'introduction du plomb d'oeuvre, maintenu en fusion dans une chaudière voisine.

Première opération. — LacoupeUe, préparée plusieurs jours d'avance, est mise en place sur son chariot dans le four à peu près froid : on chauffe lentement, afin de

TOVB II. 19

900 Ktanufifl m TiuiTBium

Tolatiliser Teau sans faire fendre la coupelle ; la charge de plomb, d'environ 300 kilogrammes, est introduite à Taide d'uoe cuiller à long manche, au moment où la température du four est élevée au-dessus du rouge sombre. La buse est mise en place, on donne le vent, et l'ouvrier commence de suite le travail de la sortie des litharges. Elles coulent par une rainure pratiquée dans la paroi de la coupelle, et maintenue à une profondeur constante ; à mesure que le niveau du bain métallique tend à s'abaisser par suite de Toxydation du plomb et de Técoulement de la litharge, l'ouvrier charge du plomb fondu, de manière à maintenir à la même hauteur la surface du métal contenu dans la coupelle. Contrairement à ce qui passe dans les grands fours allemands, l'oxydation a lieu à niveau sensiblement constant^ la difficulté que présente à l'ouvrier la sortie des iitharges reste la même depuis le commencement jusqu'à la fin de Topération ; quand une rainure devient irrégulière ou trop profonde, l'ouvrier la bouche avec de la terre de coupelle» et en pratique une nouvelle à côté de la pre* mière. Les Iitharges sont reçues dans des grands pots en fonte ; on les enlève quand ils sont pleins, et on les vide en les retournant dès que la solidification est complète.

La température est maintenue constante et près du rouge vif; le soin de la grille est confié à un ouvrier spécial.

La teneur en argent du bain métallique s élève assez rapidement ; quand la coupelle contient à peu près 300 kilogrammes de plomba 8 pour 100, c'est-à-dire quand on a chargé 2,500 kilogrammes de plomb d'œuvre, te* nant 960 grammes aux 100 kilogrammes» on arrête le veut, on puise à la cuiller le métal contenu dans la coupelle, et on le moule en lingots. Une nouvelle charge de 300 kilogrammes de plomb d'œuvre est introduite, et l'opération continue tant que la coupelle n'est pas com-

DES mmiis M pumB ÉinniFiBEs. MK

fttteiMDt tratergée par Toxyde de plomb, oti tant qu'il est possible de pratiquer des rainures convenables pour la sortie des litharges»

Assez ordinairement une coupelle bien battue réâstê pendant quarante^huit heures^ et dans ce temps on peut passer de 12^000 à 14,000 kilogrammes de plomb d'œuvfe*

Produits. — On retire de 1 tonne de plomb k 960 grammes : 120 kilogrammes de plomb à 8 pour 100, et près de 1 tonne de iitharge, dont la teneur varie entre 15 et 25 grammes, suivant Thabileté et l'attention de l'ouYrier; outre ces deui produits principaux, on obtient la matière de la coupelle, presque entièrement impré^ gnée d'oxyde de plomb, et qui passe dans le traitement des minerais : la perte en plomb par volatilisation peut être évaluée de 7 à 8 pour 100, la perte en argent est à peu près nulle, ou du moins on retrouve dans les ii-^ tharges et dans les fonds de coupelle l'argent qui ne passe pas dans le plomb riche.

Seconde opération. -^ Sur la coupelle préalablement ohauffée au rouge presque vif, on charge encore 300 kilogrammes de plomb, on Jonne le vent et on fait couler les litharges, absolument comme dans la première partie de la coupellation : on cesse d'ajouter du plomb quand la coupelle contient environ 500 kilogrammes d'argent, et on arrête le vent au moment où Téctair apparaît . le gftteau d'argent est refroidi lentement, et porté ensuite au raffinage.

La coupelle ne sert que pour une seule opération, pour 3,700 à 3,800 kilogrammes de plomb riche.

Produits. — On obtient deux produits principaux : l'argent brut et les litharges, et un produit secondaire la coupelle imprégnée d'oxyde de plomb.

L'argent brut contient à peu près 99 pour 100 d'ar-

303 uÈmmEB de namsmart

gent pur, et 1 pour 100 de plomb ; il renferme toujours UD poids de métal fin moindre que celui indiqué par les essais du plomb d'œuvre ; la différence s'élève jusqu'à 4 et même 5 kilogrammes pour une coupellatîon ; ce métal n'est pas perdu, il est disséminé sous forme de grenailles dans les litharges et dans les fonds de coupelle ; on en retire la plus grande partie par le traitement de ces produits. La perte réelle en argent, faite dans la coupellation elle-même, n'est pas plus forte que dans la méthode allemande. Je n'ai rien à dire sur le raffinage de Targent brut; il peut être fait comme je l'ai précédemment indiqué, soit dans des creusets en plombagine, soit dans une coupelle en os calcinés.

Les litharges sont de plus en plus riches en argent, surtout vers la fin de l'opération, et ne contiennent pas en moyenne moins de 125 grammes par 100 kilogrammes. Elles sont toutes révivifiées et donnent du plomb riche, dont la teneur varie de 135 à 140 grammes : il est reporté à l'atelier de cristallisation. Le poids des litharges produites est à peu près égal au poids du plomb coupelle, la perte en plomb peut être évaluée à environ 7 pour 100.

Les fonds de coupelle sont imprégnés d'oxyde de plomb et contiennent un peu d'argent : ils sont passés dans le traitement des minerais ; ils ne sont du reste qu'un produit tout à fait secondaire, car une coupelle neuve ne pèse pas 200 kilogramaies, et par conséquent ne peut pas absorber un poids bien considérable d'oxyde de plomb.

CarmdéraUom ginéràUi* — Dans la coupelle anglaise, l'oxydation du plomb est rapide, on lance de 9 à 10 kilogrammes d'air par minute, la pression du vent est de 0^,025 de mercure : l'épaisseur de la couche de litharge est plus forte que dans les grands fours aile-

DES MINEIUIS OE PEiOMB AR6BNT1PÈRES. 293

màQds ; la hauteur des iragues produites à la surface est encore très-graude à l'entrée de la rainure par laquelle les lithargel coulent à l'intérieur. Les vagues sont également très-sensibles à la surface du métal ; l'ouvrier a besoin d'une attention soutenue et d'une grande habileté pour ne pas laisser sortir beaucoup de métal en même temps que les litharges; on ne peut éviter la présence des grenailles métalliques dans les produits oxydés qu'en ralentissant beaucoup la rapidité de l'oxydation et en diminuant la pression du vent. C'est ce qu'on fait dans les usines qui traitent des plombs très-pauvres dans le but spécial de produire des litharges marchandes : avec cette modification, on produit des litharges très-belles, ne contenant pour ainsi dire pas de grenailles, parce que la rainure est toujours très-courte, et que l'ouvrier n'est pas obligé de lui donner, comme dans les fours allemands, une longueur et une profondeur sans cesse croissantes. Dans le traitement des plombs riches, on ne craint pas autant de laisser des grenailles dans les litharges, on trouve économie dans la conduite un peu rapide de l'opération.

Quelle que soit la teneur en argent du plomb traité, il est essentiel qu'il ne contienne aucun corps étranger, puisque dans la première partie de la coupellation on charge presquecontinuellement le plomb proposé jusqu'à ce que l'alliage contenu dans la coupelle soit au titre de 8 pour 100. Si le plomb n'était pas parfaitement pur, toutes les litharges seraient plus ou moins sales : dans le cas du plomb pauvre, on ne pourrait pas les livrer au commerce, le but de Topération serait entièrement manqué ; dans le cas du plomb riche, il faudrait purifier le plomb provenant de la révivification avant de le soumettre à la cristallisation.

Il ne faut jamais perdre de vue la nécessité de la^puri•

S94 MÊTHODEfl Dï TBAfrEMniT

fication préalable du plomb d'oeuvre qui doit être soumis directement à la coupellation anglaise, quand on désire comparer les résultats avec .ceux des grands fours allemands ; ces derniers donnent certainement une proportion de litharges marchandes un peu moindre que celle retirée de la coupelle anglaise, et cela tient à ce que la matière de la coupelle absorbe une bien plus grande quantité d'oiyde de plomb, mais ce désavantage est largement compensé par la plus faible teneur en argent des litharges produites.

La comparaison entre la méthode allemande et la méthode anglaise, réduite à la coupellation directe, ou comprenant toutes les opérations mentionnées plus haut, m'entraînerait au delà des bornes du présent chapitre; je ne la présenterai qu'après avoir décrit des exemples d'usines employant les deux méthodes.

Cinquième opération. — TiunEHENT des lAharges. — La coupellation anglaise, appliquée au plomb enrichi par cristallisation, donne deux qualités de litharges qui contiennent toutes les deux assez d'argent pour qu*on cherche encore à tirer parti de ce métal. Elles sont révivifiées dans un four à réverbère et produisent deux qualités de plomb très*pur, de richesses différentes, qui sont reportées à la cristallisation.

L'opération et très-simple et son exposition n'exige que peu de détails.

Les litharges pulvérisées en sable sont mélangées avec 10 pour 100 de houille maigre menue : le mélange est chauffé jusqu'au rouge sombre dans un réverbère, dans lequel les flammes ne sont pas notablement oxydantes : le contact du combustible, et principalement tes gax produits par sa décomposition , réduisent l'oxyde de plomb : on obtient à l'état métallique la plus grande

DES WHERAIS DE PLOMB ARGEimFÈRES. 395

partie du plomb et la totalité de l'argeat . il se forme une petite quantité de scories plombeuses, qui sont reportées au traitement des minerais ou à la fonte des résidus.

Disposition du four. — La disposition du four ne présente aucune particularité; le foyer est profond, afin qu'on puisse maintenir sur la grille une épaisseur de combustible minéral assez grande pour que les flammes ne soient pas oxydantes. La sole a des dimensions horizontales très-larges, la surface présente une inclinaison de 5à 6 centimètres par mètre ters le trou de coulée, placé vers le milieu de Tun des longs côtés. La température ne devant pas être élevée au-dessus du rouge sombre, la volatilisation du plomb est à peu près négligeable, il est inutile de disposer des appareils de condensation.

Opération. — Sur la sole, on charge de 2,500 à 3,000 kilogrammes de litharges mélangées avec la proportion précédemment indiquée de houille maigre, concassée en petits fragments.

,Le feu est poussé très«modérément, afin que la litharge ne s'agglomère pas, et que la réduction puisse avoir lieu facilement par les gaz : elle est terminée en moins de cinq heures : le four contient alors le plomb fondu et des crasses qui nagent à la surface du métal. On enlève les crasses avec un ràble en bois, on fait ensuite couler le plomb dans un bassin extérieur : le métal est enfin puisé à la cuiller et moulé dans des lingotières en fonte.

L'opération entière dure six heures, on en fait aisément quatre en vingt-quatre heures : on obtient environ 89 de plomb en lingots pour 100 de litharges, et par conséquent la perte est très-faible, même en ne tenant pas compte du plomb que renferiuent les crasses, et dont en jralire une partie dans le traitement des minerais ou

296 MÉTBODES DE TRAfiiiasirr

des résidus. La perte en argent est oertaiuemeni négligeable.

La réviviflcation au réverbère parait être plus avantageuse que la réduction au four à mancbe, généralement adoptée en Allemagne, ou, pour parler plus exac-tementv la perte en plomb est beaucoup moins élevée ; de plus, le four à manche ne convient nullement pour les litharges en poussières, dont la coupellation donne toujours un poids assez fort.

Le réverbère est également de beaucoup préférable au four à manche pour le traitement des fumées, et en général pour la réduction de toutes les matières oxydées, riches en plomb et pulvérulentes, que peut donner le traitement des minerais argentifères.

Remarque. — L'ensemble des opérations que je viens de décrire sous le nom de méthode anglaise ne donne que deux produits principaux : l'argent et le plomb ; les produits secondairesf, fonds de coupelle, crasses de réviviflcation, etc., sont obtenus en poids extrêmement faible. Les plombs impurs donnent, en outre, en proportion plus ou moins forte, des crasses riches en plomb, qui coiTespondent entièrement aux abzugs, aux abstrichs et aux litharges impures de la coupellation allemande. Dans cette dernièret on produit la purification du plomb dans le même four ; dans la méthode anglaise on en fait une opération séparée.

Du plomb d œuvre purifié, la méthode anglaise retire presque sans perte, ou avec un déchet de 2 à 3 pour 100 seulement, le plomb lui-même, mais elle perd une fraction plus ou moins grande de l'argent; la perte, prise en poids absolu, est k peu près la même pour des plombs de teneurs variables ; rapportée à largent contenu, elle est d'autant plus forte que la teneur du plomb d'œuvre est moins élevée, et la proportion dépasse quelquefois

DES mRQUn DE PLOMB ABGEimFÈIIES. S97

11 pour 100. Le but de la méthode anglaise, appliquée aux plombs d'œu^re pauvres en argent, est donc de tirer la meilleure partie du plomb , eu sacrifiant une partie de l'argent.

Dans la coupellation allemande, prise au même point, c'est-^-dire après renlèvemeut des produits oxydés impurs, on obtient l'argent avec une perte très-faible, ordinairement inférieure à celle faite dans les essais de laboratoire; on produit, en outre, des litbarges marchandes dont le poids est un peu inférieur à celui du métal soumis à l'oxydation ; on perd environ 9 pour 100 de plomb. Les produits secondaires, fonds de coupelle, litharges riches, etc., sont en quantité notable ; ils rentrent dans le traitement des minerais, et le plomb qu'on en retire doit être compté en déduction de cette perte de 9 pour 100. Quand les litharges peuvent être vendues facilement, leur valeur, supérieure à celle du plomb à poids égal, compense et au delà la perte du métal, et la coupellation allemande est évidemment bien supérieure à la méthode anglaise, puisqu'elle ne perd pas d'argent et qu'elle donne en litharges une valeur plus grande que celle du plomb.

Quand, au contraire, il est impossible de vendre les litharges à des prix élevés, leur révivifieation au réverbère ou au four à manche fait perdre encore de 3 à 6 pour 100 de plomb, et par là la perte totale s'élève de 12 à 15 pour 100. Il y a donc lieu dans ce cas, mais dans ce cas seulement, à Comparer les dépenses et les pertes faites dans les deux méthodes, afin de décider celle des deux qui offre le moins de désavantage.

CHAi?ITRE ni.

PEBmSE EXEMPLE. <- TRAITEMENT DE LA GALÈHB ▲ BLETBBR6 (GàaimiUE).

Je choisis, comme premier exemple, le traitement des galènes presque pures et ne contenant pas d'argent, exploitées en divers points de la Carinthie, notamment à Bleyberg et à Raibl *.

Minerais. — La galène exploitée en Garinthie se présente en amas très-irréguliers, dans un calcaire compacte, dont l'âge géologique n'est pas encore très-exactement déterminé, mais qui parait se rapporter au musehelkalk ; les amas sont en relation avec des iilons, remplis des mêmes substances minérales; les amas et les filons paraissent avoir été minéralisés à la même époque, avant le dépôt des schistes et des calcaires dolomi tiques, qui recouvrent le calcaire métallifère.

1 Dans le midi 46 l'Espagne on traite par une néthode analogue dea

mioerais très- riches en plomb, pauvres en argent; les différences que présentent les deux modes de traitement métallurgique ne sont pas assez grandes pour que Je m'astreigne à les décrire tous deux. Le four usité en Espagne est disposé poor nn oombnatiUe tout particulier, tandis que la méthode carintbienne peut être appliquée avec des combustibles minéraux à peu près aussi bien qu'avec da bois; son usage peut être par suite plus général, et cette raison me parait sufGsante pour que je décrive le procédé suivi à Bleyberg» de préférence à ceint qui est employé dans la Sierra de Gador. .

nuirEMEirr m la galènb a blitberg. 290

Dans les amas et dans les filons, la galène est mélangée avec une proportion variable de blende. Dans les parties des gttes accessibles aux eaux venant de la surface, les deux espèces minérales sont altérées presque complètement, la galène est transformée en carbonate» la blende en calamine ; on trouve aussi par places quelques minéraux très-rares, nettement cristallisés, le tungstate, le molybdate et le vanadate de plomb. La gangue la plus abondante est le carbonate de chaux ; le quartz, l'argile et la pyrite de fer n'ont été rencontrés qu'en un très-petit nombre de points. Les minerais ne sont pas argentifères, ou du moins sont trop pauvres pour qu'on cherche à tirer parti de l'argent '. La calamine a été trouvée en certaine abondance dans les parties supérieures de l'amas exploité près de Raibl; son exploitation a pu alimenter pendant quelques années une petite usine à zinc; mais dans les parties inférieures de ce même amas, comme dans ceux de Bleyberg, la galène domine beaucoup, et la blende est considérée comme une gangue dont il faut se débarrasser le mieux possible par la préparation mécanique. Les minerais préparés sont diversement riches, suivant les appareils qui les ont produits; les usines les reçoivent à une teneur moyenne, qui varie entre 65 et 72 pour iOO (rendement à Tessai par voie sèche).

Les exploitations de Bleyberg produisent de 6,000 à 7,000 tonnes de minerais préparés ; celles de Raibl n'ont pas une production aussi forte.

Combustible. — ^ Le seul combustible employé est le bois de pin ou de sapin, en bûches longues de 1^,42 : il est apporté aux usines plusieurs mois après les coupes;

^ n etft earieiu de constater que les nombreux essais pour argent faits sur la galène et sur la blende ont indiqué pour cette dernière une teneur notablement plus élevée ; elle n'est cependant pas assez forte pour qu*on pnkm songer aa tnitanêni de U Uend* poor argent.